开滦荆各庄矿180万吨新井毕业设计说明书完整

1、目 录设计总说明1ABSTRACT2一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 矿区地理位置、交通情况及井田范围11.1.2 矿区自然地理21.2 井田地质特征21.2.1 地质简况21.2.2 地质构造31.2.3 井田水文地质情况51.3 煤层特征71.3.1煤层概况71.3.2 煤层间距71.3.3 煤层顶底板81.3.4煤质81.3.5可采煤层特征表101.3.6 矿井自然灾害102 井田境界和储量112.1 井田境界112.1.1井田划分的依据112.1.2 井田范围112.2 井田工业储量112.3井田可采储量132.3.1 永久煤柱量132.3.2 其它煤柱

2、损失计算153 矿井工作制度和设计生产能力163.1 矿井工作制度163.1.1矿井年工作日数的确定163.1.2矿井工作制度的确定173.1.3矿井每昼夜净提升小时数的确定173.2 矿井设计生产能力及服务年限173.2.1矿井生产能力的确定173.2.2矿井及第一水平服务年限的核算174 井田开拓194.1 概述194.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述194.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况194.1.3确定井田开拓方式的原则194.2矿井开拓方案的选择204.2.1井硐形式和井口位置204.2.2 工业广场的位置、形状和面积284.2.3 开采水平的数目、位置和

3、标高284.2.4采区、带区划分及其布置294.2.5 矿井水平间、采区间和煤层间接替顺序314.2.6沿井田走向开采顺序314.2.7 采区接续计划324.3 矿井基本巷道324.3.1 井筒324.3.2 井底车场374.3.3 主要开拓巷道的布置455 带区巷道布置505.1煤层的地质特征505.2带区巷道布置及生产系统515.2.1首采带区概况515.2.2设计带区的生产能力和采出率515.2.3带区巷道布置535.2.4工作面接替顺序545.2.5 带区生产系统545.3 带区车场布置555.3.1带区车场555.3.2装车站线路设计555.3.3 带区煤仓形式、容量及支护575.3

4、.4 带区硐室简介586 采煤方法596.1 采煤方法和回采工艺596.1.1设计带区地质条件596.1.2采煤方法及其机械化程度的确定596.1.3 回采工作面参数的确定596.1.4 综采工作面回采工艺606.2 综采工作面巷道布置方式676.2.1工作面巷道布置方式676.2.2 回采巷道断面选择及其掘进方式677 井下运输707.1概述707.1.1 井下运输的原始条件707.1.2各环节运输方式707.2 带区运输设备707.2.1带区运输设备707.2.2带区运输能力验算717.2.3带区辅助运输设备的选择727.2.4带区车场一次提升的矿车数737.3大巷运输设备选择748矿井提

5、升768.1概述7682主副井提升768.2.1主井提升768.2.2 副井提升779矿井通风及安全技术799.1矿井通风系统选择799.1.1矿井通风系统的基本要求799.1.2矿井通风方式的确定799.1.3主要通风机工作方法的确定839.1.4采煤工作面通风类型的确定849.2 全矿所需风量的计算及其分配859.2.1风量计算859.2.2风量分配899.2.3风量的调节方法与措施899.2.4矿井风速的验算909.3 全矿通风阻力计算919.3.1通风容易和通风困难两个时期位置的确定919.3.2绘制两个时期的通风系统立体图和网络图929.3.3 矿井通风阻力的计算949.3.4 矿井

6、等积孔的计算、969.4 通风设备的选择979.5矿井安全技术措施9910矿井基本技术经济指标102参考文献104致谢105专题部分1 国内外冲击地压灾害及研究现状1141.1我国冲击地压现状与特点1141.2我国冲击地压理论研究现状1151.3 现存的主要问题1152 冲击地压理论及其发展1162.1冲击地压发生的原因1162.1.1冲击地压发生的内因1162.1.2冲击地压发生外因11622冲击地压机理研究的进展1162.2.1互强度理论1172.2.2刚度理论1172.2.3能量理论1172.2.4 冲击倾向理沦1172.2.5 失稳理论1172.2.6 突变理论1172.2.7 分形理

7、论1182.2.8断裂力学理论1182.2.9断裂力学理论1183 冲击地压倾向性评价与预测技术1183.1冲击倾向性判定理论及其判定方法1183.2 一般情况下煤岩冲击倾向性的判定标准1234 冲击地压的控制技术与途径1234.1降低应力集中1244.1改变煤岩层的物理力学性能1245 冲击地压理论与技术发展展望1246评价模型的建立1256.1综合指数法评价冲击倾向性研究1256.2数量化理论建立冲击倾向性评价模型研究126结论与展望126结论126展望127124 / 139文档可自由编辑打印设计总说明本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。一般部分为开滦荆各庄矿180万吨新井设计。全篇

8、共分为十个部分：矿井概括及井田地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度和设计生产能力、井田开拓、采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风与安全和矿井基本经济技术指标。荆各庄矿位于河北省唐山市北偏东约13公里处。本矿区走向长度为6.4km，倾向长度为3.0km，煤层平均倾角为7.6°，矿区内有2层煤全部可采，煤层平均厚度分别为2.6m和3.8m。井田内工业储量17522万吨，可采储量为13325.72万t，服务年限为54a。煤的工业牌号为2号气煤。矿井平均涌水量为180m3/h，相对瓦斯涌出量平均2.7 m3/t，属于低瓦斯矿井，煤层有自然发火现象，自然发火期为6个月，煤尘无

9、爆炸危险性。荆各庄矿年设计生产能力180万t/a，服务年限54年。采用立井单水平加暗斜井开拓方案，第一水平标高-325m，第二水平标高-475m。采煤方法为倾向长壁全部垮落采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤。矿井布置一个综采工作面保证全矿井的产量，长度230m，采用集中大巷布置；大巷采用10t电机车牵引3t底卸式矿车运输，辅助运输采用无极绳绞车牵引。矿井的通风方式采用中央并列式通风。专题部分为煤岩冲击倾向性及其评价方法研究。详细说明我国冲击地压现状及近些年来的研究进展，针对我国冲击地压研究中存在的问题进行了阐述，提出了我国冲击地压预测与防治对策。关键词：立井开拓；集中大巷；倾斜长壁开采法；综合机

10、械化ABSTRACTThis design contains two parts: the general part and the subject.The general part is a new mine is designed for the Jinggezhuang mineral group limited liability company Kailuan mine,which capacity is 1.8Mt/a. It has ten chapters: the outline of the mine and the mine filed geology, boundary

11、 and reserves, the designed productive capacity and service life and working area, transportation of underground, mine lifting, mine ventilation and safety, and the economic and technologic index of the mine.The Jinggezhuang mine filed lies in the Tangshan city of Hebei province. It is 4700 meters a

12、long the longwall,and it is 3200 meters along the inclined longwall, the average rake angle is 7.6 degree in this coal seam .There are 2 coal seams can be adopted in this area, and the average thickness in coal seam are 3.8 and 2.6 meters. The industry reserves of the mine filed are 17522 million to

13、ns and the useable reserves are 133.25 million tons.，which can be serviced 54 years.All of the coal seams are middle thin seam, and the indrstry card of the coal is two fatty gas coal. The average flow of the mine is from 180m3/h. It is a low gassy mine. The coal dust havent explosion hazard, and th

14、e seam has self-combustion tendency.The productive capacity of Jinggezhuang mine is 1.80million tons per year, and its service life is 54 years. There are two level in the mine. The fist development level has be located at the level of -325m and the second which be extended by subinclined shaft is 4

15、75m. The coal mining method is inclined longwall with full mechanized mining. There is only one working face in the mine. The length of the face is 230m. This design lay out of gathering main roadway , adopting 10 ton storage battery electrical engineering cars lead 3 ton drop-bottom mine cars trans

16、port.The method of mine ventilation is parallel ventilation.The main content of the special part is: The research of Tendency of bump and Evaluation method.The present status and the research advance on rock burst were comprehensively formulated in recent ten years in China. The problems of research

17、 on the rock burst were discussed and explained. The methods to prognosticate and prevention and cure of rock burst were presented. Keywords: vertical shaft development;gathering main roadway;inclined longwall coal mining method;full-mechanized一般部分绪论毕业设计是每个大学生毕业时检验自己的一次机会，也是理论付诸实践的第一次尝试。在毕业设计开始之初我们在

18、唐山市开滦集团荆各庄煤矿完成了毕业实习的内容，在学习借鉴矿井实际生产经验的基础上我们计划完成荆各庄矿180万t的新井设计。根据荆各庄矿的地质资料，并结合毕业设计的要求，在计划时间内完成。本设计包括中厚煤层采煤方法、开拓方式、大巷运输、辅助运输、开拓方式、支护方式、通风方式的设计等。在确定井田开拓方式时，经方案比较，最终确定立井单水平加暗斜井开拓方式最优；采煤工艺采用倾斜长壁全部垮落法开采，煤层间采用集中运输大巷布置方式。在做毕业设计过程中需要进行技术、经济比较方面的知识，并且能熟练运用CAD绘图软件，这就会对我所学知识进行一次检验。通过本设计加深对所学专业知识更加深刻的理解和认识，同时通过做毕

19、业设计也培养了我们个人发现问题、分析问题和解决问题的真实能力,培养我们实事求是的科学态度和严谨的工作作风，为将来在工作岗位上更好的发挥自己的能力奠定了坚实的基础。由于本人所学知识有限，所以在设计中难免出现些错误，希望各位老师、同学们给予批评指正。1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置、交通情况及井田范围荆各庄矿位于河北省唐山市北偏东约13公里处，南距马家沟矿6公里，东距陡河发电厂4.5公里。行政区域属唐山市开平区管辖。交通十分方便，铁路：一条通往陡河电厂的专用线，并与吕陡线在井田交汇；另一条经马家沟矿业公司与京山线的开平站相联。公路：北10Km与京沈高速公路、102

20、国道相联，南7Km经开平与205国道、津秦高速公路相联，形成了比较完整的交通网。交通位置示意图(图1.1)如下：图1.1 交通位置示意图井田范围；东起于庄、西至马庄。南自刘官屯北至沈庄-小佛头一线。北部、西部及南部均以煤12冲积层下潜伏露头为界，东部及东南部以3断层为界，深部以煤12盆状向斜底- 530标高为最终深度。井田面积19Km2。井田内村庄较多，大小共8个村，从事农业生产，耕地七千余亩。房屋五千三百偏余间。1.1.2 矿区自然地理1）矿区地形特征：本区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（290m）、凤山（180m）、

21、小梁山（100m）和菀豆山（38m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到青龙山标高达493.01m。在井田北约7公里为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8m（湾35孔），南端标高为23.85m（湾补6孔），倾向陡河。2）水文条件：本区东南的陡河。发源于北部山地。下游集入石榴河。向南流入渤海。主流全长100公里。河水终年不固。不冻。在双桥村一带有水库。水库大坝距井田东端最近距离2.2公里。陡河最高水位+1

22、9.5m。低于地面标高10m左右。冬季水位介于+16+17m。水库大坝距井田东端的最近距离为2200m。陡河及陡河水库虽然距井田区较近，但是因其底下均赋存有百余米的第四纪松散沉积物，而且存在有隔水作用的粘土层，对本矿充水没有直接的影响。井田内有数条近于南北方向的平原冲沟，平时干涸，仅暴雨后向陡河排泄水。经常有水流通的冲谷仅有本区西南部一条，经戴庄入陡河。3）气象条件本区系于半大陆性气候。夏季炎热多雨。多东南风；冬季严寒凛冽。秋冬多西北风。雨季集中在七、八、九三个月。年平均降雨量648.8毫升。最高气温38.50C。最低气温-22.60C。年平均气温10.60C。冻结期由11月二旬至次年3月上旬

23、。冻结深0.66m。地震烈度六级。唐山地区气候属半大陆性，夏季炎热多雨，冬季严寒凛烈，气温变化较大。1.2 井田地质特征1.2.1 地质简况本井田为一向斜盆形隐蔽有限煤田。煤系地层复盖于厚100380m第四纪冲积层下，与开平煤田相同。均属于石炭纪、二迭纪。井田西北-东南长5.3公理。东北-西南宽3.4公理。除东南端外，周边向内倾斜。井田中部则产状平缓。井田地层情况如下表1.1所示：表1.1 开平煤田区域地层表界系统组代号厚度(m)新生界第四系-不整合-Q0-890上古生界二迭系上统洼 里 组P222800古 冶 组P21346下统唐家庄组P12180大苗庄组P1179石炭系上统赵各庄组C327

24、4开 平 组C3170中统唐山组C265下古生界奥陶系中统马家沟组O2345下统亮甲山组O12115冶里组O11203上统凤山组3368寒武系长山组3248崮山组3182中统2120下统馒头组12150景儿峪组11263元古界震旦系上统迷雾山组Z2w1200杨庄组Z2y400下统高于庄组Z1k600大红峪黄崖关组Z1T+H450太古界前震旦_五台群Ar1.2.2 地质构造1) 波褶曲亚园向斜的“平底”具有波曲性。最深中心偏居西南部。大致以湾39孔为中心。在煤层等高线上呈现西部较挤。东部疏宽。南部纯园。向北变窄。作南北拉长。曲线中部西湾的园心不完整闭合状。在盆心东异波状起伏。使东端又相对凹下造成

25、一个南北稍长的椭圆向斜。2) 断裂断裂构造是井田最为重要的构造形式，它不但构成了井田边界，而且直接影响采区的划分，同时在井田范围内广泛存在，是采掘生产和井巷工程所要解决的最主要的地质问题。井田内主要断层有： F16逆断层：位于井田中部，是井田内极为重要的断层。断层走向近东西，倾角55°78°，最大落差35m，延伸长度达700余米，该断层不仅落差大，而且断层破碎带宽，局部达0.11.1m，具有很强的充水性，会给延深工程的施工带来困难。F8断层：它们偏居于含煤向斜的西部、北部。在水文地质上不致有重要影响。断层为单孔控制，沿需进一步查明。F7断层：位于井田西北部，逆断层，落差在5

26、-20m的范围内。井田内主要断层数据见下表1.2所示：表1.2 荆各庄井田主要断层一览表断层名称性质产状落差（m）延伸长度(m)充水性F16逆断层167°55-70°35725有较强的充水性180°60°27170°80°26174°60°15165°70°4-8165°70°>8165°77°10F8正断层20°65°121250无充水性0°67°15-200°65°25-30F7逆断层1

27、50°75°151000无充水性3) 节理或裂隙节理或裂隙是井田内发育最广泛的地质构造，按其走向大致可以分为三组，即:NNE向、NEE向、NNW向，由此形成了纵横交错的节理发育系统。节理构造的发育与否，是井田构造应力作用的结果，在构造复杂地段和断层附近，煤岩层的节理裂隙构造也会异常发育，这往往会导致工作面冒顶和片帮，因此在矿井地质工作中加强节理裂隙构造的观测对地质构造预报、控制掌面冒顶片帮显得愈来愈重要。在全区不同深度的岩层中，节理裂隙均很发育。大致是东北方向和北西方向两组为主。裂隙面倾角均很陡立，一般均在700以上。其中横切裂隙大部分是张裂隙，有些缝隙宽达10余毫米。甚至

28、可伸入拳头。 1.2.3 井田水文地质情况 矿井的补给水源和含水层 1）大气降水及其对矿井涌水量变化的影响 荆各庄矿的水文地质条件属复杂型，有八个含水层，自下而上分别为： 奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层（） K2K6砂岩裂隙承压含水层（） K6煤12砂岩裂隙承压含水层（） 煤9煤7砂岩裂隙承压含水层（） 煤5以上砂岩裂隙承压含水层（） 风化带裂隙、孔隙承压含水层（） 第四系底部卵石孔隙承压含水层（） 第四系中上部砂卵砾孔隙承压和孔隙潜水含水层（） 其中与矿井生产较密切的为、。本区大气降水一般集中在七、八、九月份。据19791998年气象资料统计：年降水量最大值为899.6mm（1987年），最

29、小值为317.45mm（1997年），平均值为596.85mm。补给关系是： 大气降水、等各基岩含水层。2）矿井直接充水含水层荆各庄矿直接充水含水层有K2K6砂岩裂隙承压含水层（）、K6煤12砂岩裂隙承压含水层（）、煤5以上砂岩裂隙承压含水层（）。3）矿井间接充水含水层 冲积层含水层 该含水层厚100379.67m。它本身为一矿井间接充水含水层，它补给上述三个直接充水含水层。其中底部卵砾石孔隙承压含水层对基岩含水层补给关系最密切。 奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层（）该含水层厚度大于600m。岩性由质纯的豹皮状灰岩和白云质灰岩组成，据勘探资料表明，施工的13个孔穿过灰岩总长度451.51m，因溶

30、洞或巨大裂隙造成钻具骤然下陷的有10个孔25个段落，溶洞最大直径为1.13m，冲洗液失去循环。在井田东南部，因构造（F1F3断层组）作用与巨厚的第四系冲积层相互接触，增加了灰岩裂隙发育程度。矿井水文地质如下表1.3所示:表1.3 矿井水文地质含水层编号层位含水层性质含水层厚度(m)单位涌水量(m3/秒)渗透系(m3/昼夜)东 翼西 翼东 翼西 翼东 翼西 翼奥陶系裂隙溶洞-无压转承压11.59-30.106.70-31.002.062.03910.08312.284K3-K6裂隙-承压11.83-17.486.940.6520.0945.1841.348K6-煤12裂隙-承压9.37-25.0

31、03.95-16.891.960.076 12.920.806煤9-煤7裂隙-承压9.427.44-7.910.1940.0442.3000.638A煤5以上60米裂隙-承压4.18-26.7212.65-38.101.3540.3657.1542.321B煤5上60-100米裂隙-承压8.4015.000.1770.2622.0591.722风化带裂隙孔隙承压8.39-15.7612.97-23.200.0430.0910.3540.47底部卵砾石层孔隙-承压4.38-31.4221.482.3970.87711.6454.877A中部卵石层孔隙-承压25.708.37742.95B上部砂砾

32、层孔隙-承压18.30-20.90.8044.158C浅部砂层孔隙-潜水17.60-22.400.5371.352注：（风化带）层位，对比为北异（东异栏）和南异（西异栏）1.3 煤层特征1.3.1煤层概况井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统地层组成，煤系地层总厚度约450m，共含大小煤层13层，,其中可采煤层共2层,即煤11、煤12、平均总厚度6.4m。可采煤层集中在赵各庄组和大苗庄组。各煤层具体分布如下表1.4所示:表1.4 煤系地层含煤情况表1）可采煤层厚度、结构、容重及其稳定性1煤11：井田内厚度自3.54.2m，平均3.8m。倾角为0.52°15.9°，平均为7.6

33、°，黑色块状条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，夹镜煤及亮煤条带，含黄铁矿结核，光亮型煤，含夹矸一层，但夹石分布不稳定。煤层的容重为1.42t/m3。该煤层为较稳定煤层煤12：煤层厚度为0.532.8m，平均2.6m。倾角为0.52°15.9°，平均为7.6°，区内煤层厚度变化较稳定，煤层为黑色块状条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，下部也有暗煤夹丝炭膜，光亮半暗型煤，煤层中间夹一层稳定的炭质泥岩，上分层煤厚为0.191.95m，平均0.85m，下分层煤厚为0.202.06m，平均1.50 m，夹矸厚度为00.35m，平均0.25m。煤层的容重为1.42t/

34、m3。该煤层为稳定煤层。1.3.2 煤层间距由于沉积环境的差异，各煤层在不同区域的间距亦有差异，为简明表示各煤层不同区域的间距变化情况，列表1.5：表1.5 可采煤层间距煤层煤层间距（m）最小最大平均111.8038.2717.8012-11.3.3 煤层顶底板 1煤11 直接顶：灰黑色泥岩，块状，致密细腻，贝壳状断口，含菱铁质透镜状结核及黄铁矿聚集体,含海相动物化石，层厚3.969.47m,平均6.65m。 老顶：浅灰色灰白色细砂岩，块状，钙质基底式胶结，成分以石英为主，易风化，厚度不稳定，一般在0.658.23m之间，平均2.69m。 直接底：灰灰白色带褐色泥岩或粘土质粉砂岩,泥质胶结，块

35、状构造，含大量植物根化石，厚0.533.87m，平均1.85m。 2煤12 直接顶：灰浅灰色条带状粉砂岩，水平波状层理、交错层理、透镜状层理，岩石致密坚硬，局部夹细砂岩条带，使层理更加明显；厚度不稳定，在09.1m之间，平均厚4.0m。 老顶：灰白色中细砂岩，厚层状，高岭土质基底式胶结，易风化澎涨，呈泥状；矿物成分为石英及少量的暗色矿物，厚1.610.67m，平均厚6.52m。直接底：深灰色灰黑色矽质胶结的粉砂岩或细砂岩，岩性致密坚硬，含大量沿层面分布的植物根化石，厚0.52.77m，平均1.5m。井田综合柱状图如下图1.2所示：图1.2 综合柱状图1.3.4煤质煤的化学分析 1）硫份:各煤层

36、全硫平均含量为0.253.66,其中煤2含量均低于1，属低硫煤；煤1含硫量最高为3.66，平均为3.07，属富硫煤，其所含硫量分为：黄铁矿硫占59，有机硫占36，硫酸盐硫占2.5。 2）磷份：磷份平均含量最大0.0825，最小0.008，其中煤1为特低磷煤，煤2为低磷煤。3）发热量：各可采煤层发热量变化范围在18.0124.18MJ/kg之间煤层煤质化验分析如下表1.6所示：表1.6 煤质化验分析 煤层项目原煤工业分析容重吨/m3煤质牌号Wf%Ag%Vr%粘结性1-7SgQ%QDTf卡/克CO2%煤灰熔点0C烟煤胶质层最大厚度mm14.1111.4840.1240.3667700.013150

37、01.422号气煤24.5711.4140.4340.5167400.03215001.422号气煤水分 Mad （）灰分 Ad ()挥发分 Vdaf (%)全硫 St.d ()发热量 Qgr.d (MJ/Kg)12.0833.6841.862.633.6624.1821.5037.7342.040.4820.694）煤的工业用途评价：主要可采煤层灰分为2336%，发热量45206770卡/千克，焦油率平均1113%，挥发分40%左右，属于气煤，结焦性差，不适合单独炼焦，可供发电、化工、配焦用煤。1.3.5可采煤层特征表表1.7 可采煤层特征表煤层煤层平均（米）煤层结构倾角/（0）硬度稳定性顶

38、板底板容重吨/m3煤层牌号备注厚度距上层岩石厚度(m)岩石厚度(m)11煤3.8单一结构, 偶夹一层炭质粘土层0.10.5215.9稳定粘土岩510粘土岩131.422号气煤12煤2.617.80含炭质粘土岩一至三层00.35m0.5215.9较稳定粉砂岩510粉砂岩351.422号气煤1.3.6 矿井自然灾害 1）矿井瓦斯：瓦斯等级为一级，并有煤尘爆炸危险。相对涌出量为:0.393.38m3/t,平均为2.7 m3/t；绝对涌出量为1.275.56m3/min，平均为3 m3/min；二氧化碳相对涌出量为1.52.85m3/t，绝对涌出量为4.959.24m3/min。2）矿井涌水：矿井建矿

39、初期涌水量为27.5m3/min，平均为3m3/min。疏水中心排放的清水通过管路抽到地面供生活用水，其它涌水排到-325m或-475m水仓通过排水系统排至地面灌溉农田或经东翼塌陷坑沉淀，环游后经后屯大渠流入陡河。 3）自燃性及自然发火期:煤层有自燃发火的可能，自然发火期为六个月。 4）煤尘爆炸危险性及爆炸指数：煤尘无爆炸危险性2 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1井田划分的依据在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分

40、利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理号相邻矿井间的关系。5）经济效果较好。2.1.2 井田范围根据能源部对矿区总体设计审查意见,调查后的井田境界为:东部：东部及东南部以F3断层为界，深部以煤12盆状向斜底-530标高为最终深度北部、西部及南部均以煤12-2冲积层下潜伏露头为界井田走向长6.4KM，倾向宽3.0KM，面积 19平方公里2.2 井田工业储量设计井田范围内计算储量的煤层有11#、12#、各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的，具有工业价值的煤炭数量。它不包含着煤炭底下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田勘探程度及开

41、采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。井田范围内全区可采煤层为11煤、12煤共2层煤。计算数据的求取（1）投影面积：以1：5000煤层底板等高线图为基础，划分储量计算块段，块段形状规则的以几何图形求面积的方法计算，不规则的，则用求积仪在图上求得。（2）煤层厚度及倾角：计算块段储量使用的煤厚及倾角是按储量规程要求计算的控制该块段的工程揭露的各见煤点的煤厚及倾角平均值。（3）容重：计算块段储量使用的容重，见表2.1：表2.1 煤层容重，单位：吨/米3煤层11煤12煤容重142142（4）设计回采率：我矿采用储量规程规定的

42、各类煤层的回采率数据如小表2.2所示：表2.2 煤层回采率煤层11煤12煤回采率80%80%储量计算公式：按生产矿井储量管理规程规定储量计算采用公式为：（1）块段地质储量=斜面积x煤厚x容重（2）块段可采储量=（Q1-P）x（1-n）x K其中：Q1为工业储量；P为永久煤柱储量；n为地质及水文地质损失系数；K为设计采区回采率。（3）煤层地质储量=该煤层各块段地质储量之和（4）水平地质储量=该水平各煤层块段地质储量之和（5）煤层可采储量=该煤层各块段可采储量之和（6）水平可采储量=该水平各煤层块段可采储量之和（7）全矿地质储量=各煤层地质储量之和=各水平地质储量之和（8）全矿可采储量=各煤层可采

43、储量之和=各水平可采储量之和依据勘探钻孔见煤厚度，采用地质块段法计算。公式见2-1（2-1）式中：Q工业储量，万t；Si块段水平投影面积，m2；Mi块段内钻孔见煤厚度的均值，m；ai块段内煤层的平均倾角，度；ri煤的容重，吨/m3该井田工业储量通过计算后为：Q=17522万t；其中11煤工业储量为10404万吨，12煤工业储量为7118万吨；高级储量否符合煤炭工业设计规范的要求。按水平确定工业储量为：一水平：11煤6297万吨，12煤4308万吨；共10605万吨二水平：11煤4107万吨，12煤2810万吨；共6917万吨2.3井田可采储量可采储量是工业储量中的可以采出的那一部分。设计损失煤

44、量包括安全煤柱，隔离煤柱，以及采煤、运输过程中的损失等不能采出的煤量。2.3.1 永久煤柱量永久煤柱一般是指保护地面工业广场和井筒的工业场地煤柱，井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱，以及保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的保护煤柱等。煤层群开采时，应采用重复采动条件下的移动角值。基岩移动角和表土层移动角如下图所示：图2.1 岩层移动角示意图地面工业广场和井筒的工业场地煤柱是从受保护边界起，按基岩移动角和表土层移动角所作的保护平面与煤层的交线来确定。受保护面积边界是由受保护建筑物和主要井筒的边界向外加上一部分备用量即维护带确定的。受保护建筑物边界一般不是直接以被保护建筑物的外边界为准，

45、而是取平行于煤层走向或倾斜方向的与受保护建筑物外缘相连的直线所围成的面积，作为受保护建筑物的边界。地面建筑物和主要井筒的保护煤柱是从受保护的边界起，按基岩移动角、和及表土层移动角Ø所做的保护平面与煤层的交线来确定。工业广场的面积取值，依据设计井型大小按煤矿设计规范中的矿井工业场地占地指标所列数值的规定选取。井筒和工业广场的建筑物只留设一个总的保安煤柱。安全煤柱的留设与计算一般用垂直断面法求得。如下图2.2所示：图2.2 用垂直断面法确定建筑物下安全煤柱本次设计，表土层厚80m，基岩移动角为：=70o；=70o-0.8=64 o；冲击层移动角=45o，煤层倾角=7.6o永久煤柱量的计算

46、步骤：1)确定受保护的地面工业广场面积工业广场面积的取值，依据设计井型大小按煤矿设计规范中煤矿工业广场占地指标所列数值的规定（下表2.3所示）选取。表2.3 工业广场占地指标表井型（万吨/年）指标（公顷/10万吨）4006000.450.62403000.70.81201800.91.045901.21.3本矿井井型为180万吨/年，工业广场占地面积为： 180÷10×0.9×1000016.2×104 m22) 工业广场的形状设计为长方形 长为460 m, 宽为350m。3）由垂直断面法求可得保安煤柱的面积。此保安煤柱是一梯形其上底长为620m，下底长

47、为768m，高为720m，由此得其面积为（620+768）×720÷cos7.6÷2=504538m24）保安煤柱煤量计算：井筒和工业广场的建筑物的保安煤柱煤量为：11煤：504538×3.8×1.42=272.25万吨12煤：504538×2.6×1.42=186.28万吨2.3.2 其它煤柱损失计算 1）井田境界的煤量：井田边界总长度为：5900+3300+1680+6650=17530m11煤：20×17530×3.8×1.42=189.18万吨12煤：20×17530×

48、;2.6×1.42=129.44万吨井田边界长约17530米，留设20米的安全煤柱，共留设煤柱318.62万吨2）断层保护煤柱的煤量：井田内有三条断层，其中F16断层落差大于30M，且具有较强的充水性，故留设40米安全煤柱。其余断层留设30m安全煤柱。11煤：(40×725+1250×30+1000×30)×3.8×1.42=52.07万吨12煤：(40×725+1250×30+1000×30)×2.6×1.42=35.63万吨总的断层安全煤柱量为87.7万吨。由于F16断层在井田中部

49、，下部煤层赋存较深，保护煤柱损失计入二水平煤柱损失，其它断层煤柱损失均计入一水平煤柱损失，故一水平断层煤柱损失为：11煤：(1250×30+1000×30)×3.8×1.42=36.42万吨12煤：(1250×30+1000×30)×2.6×1.42=24.92万吨二水平断层煤柱损失为：11煤：(40×725)×3.8×1.42=15.65万吨12煤：(40×725)×2.6×1.42=10.71万吨2.3.3矿井可采储量计算可采储量为:Z=(Zc-P)

50、×C（2-2）式中：Z矿井可采储量 Zc矿井工业储量 P各种永久煤柱储量损失之和，万吨 C采区回采率，中厚煤层不低于0.80；由此可得Z=（17522-458.53-318.62-87.70）×0.80=13325.72万吨其中第一水平（标高-325）工业储量为：Q1=10605万吨；可采储量Z1=7900.25万吨 第二水平（标高-475）工业储量为：Q2=6917万吨；可采储量Z2=5425.27万吨矿井各水平可采储量汇总如下（表2.4）：表2.4 矿井可采储量汇总表（单位：万t)水平煤层号工业储量A+B+C煤炭损失量可采储量工业场地井田境界断层开采损失合计损失1162

51、9700272.25124.4336.421172.731605.834690.9212430800186.2885.1424.92802.331098.673209.33合计10605.00458.53209.5761.341975.062704.507900.25114107.00064.7515.65805.32885.723221.28122810.00044.310.71551.00606.012203.99合计6917.000109.0526.361356.321491.735425.27总计17522.00458.53318.6287.703331.384196.2313325.

52、723 矿井工作制度和设计生产能力3.1 矿井工作制度3.1.1矿井年工作日数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井设计生产能力按年工作日330天计算。所以，本矿井设计年工作日数为330天。3.1.2矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修，每班净工作时间为6个小时。以缩短煤矿工人的辅助劳动时间，减轻煤矿工人的劳动强度。3.1.3矿井每昼夜净提升小时数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井每昼夜净提升时间16小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16小时。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井生产能力的确定由于本次设计井田煤炭储量丰富，地质构造较简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，且适合综合机械化的应用，故应建设大型矿井，初步确定矿井生产能力为180万t/年。3.2.2矿井及第一水平服务年限的核算矿井服务年限的计算公式为： T= （3-1） 式中：T矿井的服务